Процеси підземних гірничих робіт

Вступ

Запаси вугілля в розвіданих родовищах України, придатних для розробки при сучасній техніці й технології робіт, достатні на 300 років і більш.

Найважливіший стратегічний напрямок забезпечення енергетичної незалежності й безпеки України — інноваційний розвиток вугільного виробництва.

Шахта «Ломоватська» є одним з підприємств, що потребують капітальної реконструкції, тому що на шахті є запаси вугілля, доробка яких можлива тільки при вкладенні в підприємство коштів. Це дасть можливість розкрити й підготувати нові обрії.

Основним завданням вугільного машинобудування є підвищення експлуатаційної надійності гірничошахтного встаткування, що серійно випускається, за рахунок впровадження на заводах виготовлювачах прогресивних технологічних процесів з більш широким застосуванням робото технічних комплексів, гнучких виробничих систем і ін.

Мета проекту — опанування складанням проектної документації очисних робіт, як одної з важливіших ланок вуглевидобутку, та підготовка до виконання дипломного проекту, невід'ємним розділом якого є зміст проекту у повному обсязі.

В цілому комплексна задача зводиться до розробки технологічної схеми очисних робіт у прийнятих умовах виробництва.

1. Аналіз вихідних даних

Шахта «Ломоватська» розташована на території гірничопромислових ділянок Ломоватський Верхній і Ломоватський Південний, які присвячені до північного схилу головного вододілу Донбасу. Рельєф ділянок досить нерівний і розчленований р. Ломоватська, а також серією балок і ярів. Клімат району помірно континентальний.

В адміністративному відношенні шахта «Ломоватська» підлегла Державному підприємству «Луганськвуглереструктуризація», територіально розташована в Перевальскому районі Луганської області. Сусідні шахти — «Вергелівська», «Анненська», «Краснополівська». Найближчі населені пункти — селище Ломоватка Південна, станція Ломоватка й м. Брянка.

У північно-західній частині шахтного поля проходить залізнична магістраль Дебальцеве-Куп'янск із найближчої станції Ломоватка.

У тектонічнім відношенні шахтне поле розташовується в межах Южно — Анненській синкліналі й Ломоватскій антикліналі. Кути падіння порід у межах шахтного поля змінюються від 5 до 50 градусів.

Основним джерелом обводнювання гірських порід є підземні води карбонових відкладань.

У геологічній будові шахтного поля беруть участь відкладання кам’яновугільного й четвертинного віків. Промислова вугленосність на оцінюваній площі присвячена до свит С₂⁷ і С₂⁶. Загальна потужність кам’яновугільних відкладань становить близько 1300 м. На значній частині описуваної площі осадові породи прикриті сучасними відкладаннями, представленими суглинками.

Свита С₂ (Горловська) розкрита розвідницькими шпарами на поле шахти «Ломоватська» від вапняку М до М_]0. Середня потужність свити становить 595 м. Складається вона товщею алевролітів, піщаників, аргеллитов, вапняків і вугільних пластів. У відкладаннях свити тільки пласт досягає робочої потужності.

Свита С₂ ⁶ (Алмазна) має в середньому загальну потужність 340 м і представлена товщею аргеллитов, вапняків, алевролітів, піщаників і вугіль. У відкладаннях свити розкрито 20 вугільних пластів і пропластків, з яких 5 досягають робочої потужності, до них ставляться: l₅, l₄, l₃, l₂, l₁.

Пласт 12, має переважно просту будову. Потужність пласта — 0,9 м, кут падіння — 5°. Опір вугілля різанню — 180 кН/м. Міцність порід безпосередньої покрівлі -18 м. Безпосередня покрівля представлена глинистим сланцем, який є нестійкою породою. Породи безпосередньої підошви — піщаник. Середнє метановиділення на очисній ділянці q_оч = 1,5 м /хв. Структурна колонка пласту l₂ показана на рис. 1.1.

Рис. 1.1 Структурна колонка пласта

2. Вибір і обґрунтування технологічної схеми очисних робіт

2.1 Підготовка і розробка пласта. Довжина лави

очисний проектний документація вуглевидобуток Згідно гірничо-геологічним умовам приймаємо поверховий спосіб підготовки шахтного поля з розподілом поля пласта на поверхи. Вертикальна висота поверхів однакова по падінню. Роботи в поверхах починаються після розкриття пласта, проведення капітальних похилих виробок на висоту бремсбергової частини шахтного поля. Від капітальних бремсбергів проводяться вентиляційні і відкотні штреки. Після цього починається ведення очисних робіт.

Приймаємо стовпову систему розробки з транспортуванням вугілля на передній бремсберг.

Довжину лави, м, визначаємо по формулі:

де п_см — кількість змін по виїмці корисних копалин (п_см =3);

Д — коефіцієнт надійності комбайна (0,8−0,9);

р₂ — коефіцієнт, що враховує простої комбайна (0,65−0,8);

Т_см — тривалість робочої зміни (Т_см=360 хв.);

п_ц — число циклів, виконаних в добу (3−5);

t₁ — час на демонтаж виконавчого органу комбайна (10−12 хв.);

t₂ — час на пересування головки забійного конвеєра і комбайна на нову машинну дорогу (10−12 хв.);

t₃ — час на підготовку комбайна до роботи і на посадку крівлі (15−20 хв.);

V_р — робоча швидкість подачі комбайна (для комбайну К103М У_р = 2,75 м/хв.);

t₄ — час на заміну одного зубка (і₄ =0,7 хв);

Z — витрата зубків на 1 м відбитого вугілля (2=0,1 шт./м³);

t₅ — витрати часу на допоміжні операції (1₅ =0,1 хв/м);

l_н — довжина ніш (для безнішевої виїмки І_н = 0).

l_{н =} 3-0, 8-0, 7-360-5 (10 + 10 + 15) ₌ 170 м

5 (½, 75 + 0,7−0,1 + 0,1)

2.2 Засоби механізації виймання і транспортування вугілля по лаві

Засоби механізації виймання вугілля містять в собі велику номенклатуру як окремих машин, так і комплектів, комплексів і агрегатів, які об'єднують машини і обладнання різного функціонального спрямування (виїмкових, транспортних, кріпильних). Перевагу слід віддавати комплектам машин, які повністю виключають ручне втручання у технологічні процеси, крім управлінських.

Практично для тих самих гірничо-геологічних умов можна підібрати 2…3 механізованих комплекси, що забезпечують продуктивну виїмку корисної копалини. Крім того, у сучасних комплексах одного типу можуть бути застосовані різні типи і типорозміри очисного устаткування.

Тому, з метою найбільш ефективного використання устаткування комплексу вибір засобів механізації необхідно зробити на основі аналізу відповідності технічних характеристик декількох близьких по параметрам комплексів і вхідних у нього функціональних машин заданим гірничо — геологічним умовам. Для такого аналізу необхідно скласти порівняльну таблицю, у якій представляються основні показники і параметри передбачуваних до подальшого застосування в заданих умовах декількох типів (2…3 типа) устаткування.

Таблиця 2.1 — Порівняльна характеристика обладнання

Проаналізувавши характеристики встаткування комплексів, представлених у таблиці 2.1 можна зробити вивід, що для заданих у проекті умов найбільш раціональне застосування очисного механізованого комплексу 1КМК98Д.

Очисної механізований комплекс 1КМК98Д призначений для механізації й автоматизації основних виробничих процесів вилучення вугілля на пластах потужністю 0,8…1,1 м з кутом падіння шару до 20°, опірністю вугілля різанню до 300 кН/м.

До складу прийнятого комплексу 1КМК98Д входять: механізоване кріплення 1МК98Д, очисної комбайн К103М, забійний скребковий конвеєр СГІ202 з кабелеукладачем, модернізовані штрекові кріплення сполучення КСШ1, перевантажувач на штреку ПТК1, насосні станції СНТ32, електроустаткування, система автоматичного й дистанційного керування машинами комплексу й інше допоміжне устаткування.

Комбайн К103М при виїмці вугілля рухається по круглій спрямовуючій конвеєру, опираючись гідравлічними опорами на полку навантажуючого лемеху. Комбайн працює з підошви пласта у лоб уступу вибою по челноковій схемі. Виїмка вугілля на кінцевих частинах лави здійснюється за допомогою косих заїздів.

Таблиця 2.2 — Технічні характеристики комбайнів К103М та 1К101У

Для заданих умов приймаємо комбайн типу К103М 3 типорозміру.

2.3 Засоби управління покрівлею

Засоби управління покрівлею у привибійному просторі зводяться по суті до розробки паспорту кріплення лави. При індивідуальному кріпленні слід подбати про спеціальне кріплення на межі виробленого простору і лави. Спосіб управління покрівлею вибирається на стадії вибору техніки і технології ведення очисних робіт.

Найважливішими факторами, які впливають на вибір типорозміру кріплення для конкретних умов, є потужність пласта, кут падіння, склад і властивості бокових порід. Потужність пласта не є величиною постійною. Вона змінюється в межах очисного вибою і по довжині виїмкового поля. Маркшейдерська служба шахти визначає середнє значення потужності пласта і ступінь відхилення від цього значення. Ці дані дозволяють визначити максимальну і мінімальну потужність пласта.

При правильному виборі типорозміру кріплення повинні виконуватися наступні умови: [7]

H_min.кmin.p,

H_max.кmax.p,

де і _max.p — що допускаються розрахункові мінімальна й максимальна висота кріплення, м;

H_min.к й H_max.к — конструктивні мінімальна й максимальна висота кріплення, м.

Крім того, для кріплення із двостійковою (чотирьох стійковою) секцією

l_n = l_nк + a = 3,100 + 0,2 = 3,3 м.

l_з = l_зк + a = 1,185 + 0,8 + 0,2 = 2,185 м, де l_nк і l_зк — конструктивні розміри кріплення, м;

а — відстань від вибою до передньої крайки перекриття кріплення, яке повинне бути не більш 0,3;

Ухвалюємо, а = 0,2 м;

В₃ — 0,8 м — ширина захвата очисної машини комплексу, м Для кріплення 1КМК98Д — l_nк = 3,1 м, l_зк = 1,185 м. [7]

— запас роздвиження, мм на розвантаження кріплення від тиску порід покрівлі; Ухвалюється для шарів потужністю більш 1 м рівним 50 мм.

Величина опускання покрівлі визначається залежно від потужності шару й становить:

h₃ = a_к H_min l₃

h_n = a_к H_max l_n

Остаточно формули (2) будуть мати вигляд:

H_min.p = H_min. (1-a_к.l₃)-;

H_max.p = H_max. (1-а_к.l_n);

H_min.p = 0,85^.(1−0,015^.2,185) — 0,05 = 0,86 м;

H_max.p = 1,05^.(1−0,015^.3,3) = 0,99 м;

де _к — коефіцієнт, що враховує клас покрівлі, ухвалюється по таблиці 1.1 [2], для покрівлі 3 класу ухвалюємо _к = 0,015.

Умова: Н_тіп.к = 0,85 м < Н_тіп.р = 0,86 м, Н_тах._к ⁼ 1,05 м > Н_тах._р = 0,99 м, виконується.

Перевірка кріплення по несучій здатності

Перевіряємо прийняте механізоване кріплення по навантаженню Реакція передньої стоки кріплення визначається по формулі:

R₁ = y^.h (r+b+l_об)^2. (r+b-l_ст)^,l_p +P_R MH

200 [(r+b)²+(r+b-l_ст)²]

де у — об'ємна маса безпосередньої покрівлі, т/м;

h — потужність порід безпосередньої покрівлі, м

r — ширина захвата виймальної машини, м;

Ь — ширина призабойного простору, м;

l_об — крок обвалення порід безпосередньої покрівлі, м

l_p — відстань між осями секцій кріплення, м;

l_ст — відстань між стійками в секції, м;

Рк — початковий розпір стійок кріплення, М:

Реакція задньої стійки кріплення:

Розраховані значення R₁ і R_max повинні задовольняти умові:

R₁ P_д1; R_max P_д2

де P_д1 і P_д2 — припустимі навантаження на передню й задню стійки кріплення згідно з технічною характеристикою, МН.

0.79 МН < Рді = 0.8 МН; Я_тах =1,38 МН < Р_д2 = 1.6 МН, що задовольняє встановленій вимозі.

Розрахунки по раздвижности й несучої здатності кріплення показують, що кріплення 1КМК98Д задовольняє заданим гірничо-геологічним умовам розроблювального пласту.

Остаточно ухвалюємо механізоване кріплення 1КМК98Д.

3. Техніка і технологія виконання виробничих процесів

3.1 Процеси добування вугілля

Добування вугілля в очисному вибої містить в собі процеси виймання вугілля, навантаження і транспортування його вздовж лави. На сполученні лави з прилеглою відкатною виробкою вибійний потік вугілля з лави перевантажується у засоби магістрального транспорту. Масив вугільного пласта руйнується виконавчим органом виїмкової машини (вузькозахватного комбайна К103М). Основна частина розпушеного вугілля навантажується виконавчим органом машини (шнеком) на скребковий конвеєр, інша — залишається на підошві пласта і на деякій відстані від машини навантажується на конвеєр допоміжними зачисними пристроями (причинними до комбайну або до конвеєрних секцій лемешами). Вугілля, попавши в жолоб конвеєра, ланцюговим виконавчим органом із скребками пересувається у бік перевантаження до відкатної виробки. Вугільний потік під лавою змінює напрямок свого руху і попадає в засоби шахтного транспорту (вагонетки локомотивного транспорту, в жолоб скребкового перевантажувача або на стрічку конвеєра). Сформований в очисному вибої вугільний потік є основним і його рух спрямовано у бік приствольного двору.

3.2 Процеси пересування вибійного конвеєру та кріплення в межах довжини лави у привибійному просторі

При вузькозахватній технології виймання вугілля скребкові конвеєри в лаві виконують не тільки транспортні функції, а й уявляють з себе опори для переміщення виїмкової машини вздовж лави. З причин цього їх секції значно важкі і міцні. На нову дорогу вони пересуваються без розбирання на окремі секції. Для пересування конвеєрного ставу застосовують гідродомкрати, вмонтовані у базові короби механізованого кріплення. Конвеєрні стави пересуваються «хвилею» у слід за комбайном на відстані 15−20 м від нього.

Механізоване кріплення складається, як правило, з одного і більше стояків, верхнього перекриття та нижньої коробової основи з гідродомкратом пересування секції. За конструктивним виконанням механізоване кріплення має значну номенклатуру. При виборі типу кріплення для конкретних умов слід мати на увазі класифікації кріплення за призначенням його верхнього перекриття (кріплення огороджу вального, підтримуючо-огороджувального, огороджувально-підтримуючого типу). Секції механізованого кріплення можуть пересуватися на вибій послідовно, у шахматному порядку, окремими групами. Оператори кріплення, які керують процесом переміщення секцій, знаходяться під закріпленим перекриттям.

3.3 Процеси на кінцевих ділянках лави. Процеси зведення засобів охорони прилеглих виробок

В довгих очисних вибоях (лавах) виконання технологічних процесів на кінцевих ділянках залежить від прийнятої механізації виймання та технології ведення робіт. Безнішева технологія робіт забезпечує вихід комбайну виконавчими органами у прилеглі виробки і самозарубання його при пересуванні приводної частини конвеєра на нову дорогу. За безнішевою технологією спроможні робити комбайни з рознесеними по кінцям корпусу шнеками (як обраний тип комбайна К103М). На кінцях лави цей комбайн або самозарубується в пласт, або переходить на нову смугу способом косих заїздів. Слід мати на увазі, що при винесенні приводних блоків конвеєра у прилеглі виробки і відмова від ніш приводить до збільшення ширини підготовчих виробок.

В процесі ведення очисних робіт на кінцевих ділянках лави виконуються роботи з охорони прилеглих виробок, особливо тих, які використовуються повторно (як правило, відкатний штрек). Ці роботи пов’язані з викладанням охоронної смуги із залізобетонних блоків, дерев’яних кострів, литої або породної смуги.

4. Організація праці на очисних роботах. навантаження на очисний вибій. економічні показники

4.1 Добове навантаження на очисний вибій

Продуктивність очисного комплексу визначається в одиницю часу і залежить від цілого ряду факторів: гірничо-геологічних і гірничотехнічних умов роботи, режимних і конструктивних параметрів виймальних машин, машин що транспортують вугілля і механізованих кріплень, ступеня використання комплексів і агрегатів у часі. Тому розрізняють теоретичну, технічну й експлуатаційну продуктивність очисного комплексу.

Теоретична (розрахункова) продуктивність комбайна (основної машини будь-якого комплексу) Q_т (т/хв) уявляє з себе середній хвилинний потік вугілля, який поступає з очисного вибою при безперервній роботі виїмкової машини, і визначається з формули:

Q_теор = 60^. H_p^. B₃^.V_n^. y = 60^. 0,95^. 0,8^. 4,54^. 1,35 = 279,8 m/год;

де Н_р — середня розрахункова потужність пласту, м;

В₃ — ширина захвату виконавчого органа комбайна, м;

У_п — максимально можлива в конкретних умовах швидкість подачі комбайна, м/хв;

у — щільність вугілля, т/м³, ухвалюється в межах 1.35… 1.45 т/м³.

Н_р = (Н_тіп + Н_таx)/2 = (0,85+1,05)/2 = 0,95 м де Р_уст — стійка потужність електродвигуна комбайна, кВт;

Н_w — питомі енерговитратні на вилучення вугілля, кВтт/т;

Р_уст = к_р-Р=0,9−90=81 кВт;

К_р — коефіцієнт, що враховує спосіб охолодження двигуна;

К_р =0.9 для електродвигуна 2ЕКВ3.5 — 90 комбайна К103М; [7]

Р — потужність електродвигуна по технічній характеристиці, кВт;

Н_w — питомі енерговитратні на руйнування вугілля, кВт-ч/т;

H_w = 0.01 — Ар (0,125 / Нр + 0.19) = 0.01* 180 (0,125/0,95 +. 0.19) = =0,579 кВт г/т

Технічна продуктивність комбайна Q_тех, т/год, (середнього динна продуктивність за повний цикл вилучення вугілля з урахуванням витрат часу на виконання властивих машині допоміжних операцій і на усунення відмов, пов’язаних з конструкцією комбайна й технологічною схемою його роботи), визначається по формулі:

Q_тех = Q_теорk_тех = 279,8−0,48 = 135,2 т/год;

де k_тех — коефіцієнт технічно можливої безперервності роботи комбайна в конкретних умовах експлуатації,

k_тех =

Т — час продуктивної роботи комбайна по вилученню вугілля, хв/цикл,

L — довжина лави, м;

l_n — довжина ніш, м За час повного циклу роботи комбайна загальні витрати часу на допоміжні операції Т_в0, хв, не сполучені з його роботою складуть:

Т_во=Т_мо+Т_ко+Т_зи+Тун хв;

де Т_мо — витрати часу протягом циклу на не сполучені маневрові операції (холосте пророблення машини, перегін машини у вихідне положення й т. п.), хв (ухвалюється за даними хронометражних спостережень стосовно до конкретного типу комбайна й технологічній схемі його роботи, або визначається по відомих формулах).

При челноковій схемі роботи комбайна Т_мо= 0.

Т_ко — час, затрачуване на кінцеві операції (засувка комбайна в нішу при подачі на вибій базового конвеєра комплексу, перестановка навантажувальних щитків і т. п.), хв; по проведених хронометражних спостереженнях Т_ко можна ухвалювати рівним (на один цикл) 15…30 хв.

Ухвалюємо Т_ко = 20 хв Т_зи — витрати часу на заміну зношених різців при відомій їхній питомій витраті, хв:

Т_зи=Н_р уі В₃ 2 І_зи = 0,95−1,35−170−0,8−0,09−0,5^ 7,85 хв

L — довжина очисного вибою, м;

z — питома витрата різців, шт./т (2 =0,13);

t_зи — час на заміну одного різця, хв. (1_зи = 0,5 хв) Витрати часу на усунення несправностей Т_ун, хв, які залежать від технічної досконалості й надійності машин, визначаються по формулі:

де к_г — коефіцієнт готовності, який використовується для оцінки впливу рівня надійності гірських машин на величину їх продуктивності й ураховує безвідмовність і ремонтопридатність об'єкта.

Ухвалюємо значення коефіцієнта &_г=0,75

Підставляючи знайдені значення й зробивши перетворення у формулах, одержуємо:

Експлуатаційна продуктивність Q_э, т/г, визначається з урахуванням усіх видів простоїв, що мають місце при роботі комплексу по формулі:

Q_э = Q_теор k_e = 279,8−0,347 = 97 т/г;

де k_е — коефіцієнт машинного часу;

Т₃₀ — час усунення експлуатаційних неполадок (час експлуатаційних простоїв), хв, не зв’язаних безпосередньо з роботою комплексу, орієнтовно можна ухвалювати Т₃₀.= 25…30 хв.

Розрахункове навантаження на очисній вибій т/добу, визначається по формулі

Я₃(Т_зм-Т_пз) п_зм = 97 — (6−0,5) — 3 = 1600,5 т/добу;

де Т_см ~ 6 год — тривалість зміни; (_пз = 0.5 год — час на виконання підготовчо-заключних операцій;

п_см= 3 — число робочих змін у добу по видобуткові вугілля.

Розрахунок нормативного навантаження на очисній вибій А_р=(А_н+а-АІ)іп_см — Т_см/Ж0) * (у/1,3) — К_гу,

де А_с — нормативне навантаження на очисній вибій, т/доб;

а — уточнення нормативного навантаження при зміні довжини лави;

К — коефіцієнт, що враховує гірничо-геологічні умови.

А_р= (550 + 20−2,0) (3−360/1080) — (1,35/1,3) -0,94 = 575,9 т/доб.

4.2 Форма організації праці

Організація праці в очисному вибої визначається гірничо-геологічними і гірничотехнічними факторами.

В основі організації - праці передбачається максимальне сполучення окремих процесів. Для досягнення високих техніко-економічних показників, роботи в лаві необхідно здійснювати відповідно до графіка — планограми робіт.

Для розрахунку параметрів планограми робіт необхідно прийняти режим роботи очисного вибою.

В очисних вибоях звичайно працює комплексна бригада по шестиденному робочому тижні. Бригада складається з п’яти змінних ланок, що працюють по п’ятиденному робочому тижні. До складу ланок по видобутку вугілля входять машиніст комбайна і його помічник, машиністи кріплення, гірники очисного вибою, чергові електрослюсарі, машиніст транспортних машин (оператор на навантажувальному пункті лави). У ремонтну зміну виходить ланка в складі помічника машиніста комбайна, гірників очисного вибою і ремонтних електрослюсарів.

Добовий режим роботи очисного вибою приймається чотирьохзмінний — одна зміна ремонтно-профілактична і три — по видобутку вугілля. Тривалість кожної зміни — 6 годин.

Приймаємо челнокову схему роботи комбайна без ніш.

Визначимо час циклу (хв) при середній швидкості подачі комбайна з урахуванням непродуктивних витрат часу по формулі:

Необхідна розрахункова кількість циклів за продуктивний час роботи цикл / доба:

де Т — тривалість зміни по видобуткові вугілля;

ґ_пз — час на виконання підготовчо-заключних операцій;

И_ш — кількість змін у добу по видобуткові вугілля.

Отримане значення И_цр округляємо до найближчого меншого цілого числа циклів у добу: = 6,0 циклів/сут.

Кількість циклів у зміну за продуктивний час роботи И_црь цикл/зміну:

Видобуток вугілля з одного циклу Q_ц, т/цикл, у зміну Q_зм, т/зм, фактично за добу Q_ф, т/добу, і фактично за місяць Q_міс т/міс:

Q_ц= L^. В₃. Н_p. y = 170. 0,8. 0,95. 1,35 = 174,4 m;

Q_см = Q_ц. N_цр = 174.4 * 2,0 = 348,8 m;

Q_ф = Q_ц. N_цр = Q_ц^. N_ц^. N_зм =174.4. 2,0. 3 = 1046.4 m;

Q_мес = Q_ф^. N_дм = 1046.4. 25,4 = 26 578,56 m;

де N_дм — кількість днів за місяць по видобуткові вугілля, днів (N_дм = 25,4). Резерв продуктивності Q_рез, т/добу, складе:

Q_рез = Q_p — Q_ф = 1600,5 — 1046,4 = 554.1 m

Місячне просування очисного вибою L_міс, м/міс, складе:

L_міс = N_цр. В₃^. N_дм = 6,0^. 0,8. 25,4 = 121.92 м Продуктивність праці робітника основної професії П_осн т/вих і робітника добової бригади П_р, т/вих складе:

де N_осн — сумарна чисельність робітників основної професії (машиніст комбайна і його помічники, ГРОЗ) у добувну зміну;

N_p — сумарна чисельність усіх робітників добової бригади.

4.3 Навантаження на очисній вибій за газовим фактором

Розробка вугільних пластів супроводжується виділенням газу метана із пласта вугілля, бокових порід і суміжних пластів (супутників). Правила, безпеки допускають ведення очисних робіт при наявності метану у вихідному з дільниці струменю не більше 1%. Зменшити концентрацію метану можна двома шляхами: збільшенням кількості свіжого повітря, яке подається у шахту; вилученням метану по джерелам його надходження, обминаючи очисний вибій.

Кількість свіжого повітря, яке подається у шахту, обмежується невеликою площиною перерізу при вибійного простору і гранично допустимою Правилами безпеки швидкістю руху повітря вздовж лави.

Другий шлях зменшення утримання метану у вихідному струмені передбачає дегазацію пласта і його супутників з виводом газу на поверхню по дегазаційним трубопроводам, зволоження пласта, застосування прямоточної схеми провітрювання розбавлення метану підсвіжаючи струменем повітря.

Для визначення допустимого навантаження на очисний вибій по газовому фактору попередньо виконують розрахунки по прогнозу метановості виробок або використовують дані по абсолютній і відносній метановості вугільного пласта.

Визначене попередньо найменше значення навантаження по продуктивності виїмкової машини і нормативного табличного перевіряють по газовому фактору по формулі

А_тах = A_p. J_p^-1,67[Q_p^. (C — C₀)/194]^1,93

де A_p — розрахункове нормативне навантаження на очисній вибій, т/доб;

Q_p — витрата повітря для провітрювання очисного виробітку, м³/хв;

J_p — абсолютна метаноносность вугільного шару, м³/хв;

С і С₀ — відповідно припустимі концентрації метану на свіжому й вихідному струмені повітря в очисному вибої, %.

Q_p = Q_оч.max. K_уч

J_p = J_уч

J_уч = q_уч^. A_н/1440 = 8^. 575,9/1440 = 3,19 м³/хв, де q_уч — відносна метаноносность пласту, м³/т;

К_уч — коефіцієнт, що враховує витоки повітря через вироблений простір.

Q_оч.max = 60. S_оч.min^. V_max,

де S_оч.min — мінімальна площа поперечного переріза призабойного простору очисного вибою у світлі;

V_max — максимально припустима по ПБ швидкість повітря в очисному вибої, м/с.

Q_оч.max = 60. 1,9. 4 = 456 м³/хв.;

Q_р = 456. 1,3 = 593 м³/хв.

А_max = 573,9. 3,19^-1,67. [593. (1 — 0,05)/ 194]-^1,93 = 647,3 т/добу.

Обмежень навантаження на вибій по газовому факторі немає. Результати розрахунків зводимо в табл. 4.1.

Таблиця 4.1. — Навантаження на очисні вибої по розроблювальних пластах

За результатами розрахунків остаточно ухвалюємо найменше значення, тобто по нормативна А_г = 575.9т/доб.

4.4 Визначення витрат на заробітну плату, матеріали, електроенергію та амортизаційні відрахування. Собівартість 1 т вугілля

Організація робіт на ділянці, обладнаній комплексом 1МКД90 з комбайном К103М залежить від прямого навантаження на лаву. Роботи в лаві ведуться комплексною бригадою за графіком. Режим роботи в лаві 4-х змінний: 1-я зміна — ремонтно-підготовча, інші 3 зміни — добуткові.

Роботи в лаві ведуться добовою комплексною бригадою по п’ятиденному робочому тижні із двома вихідними днями, один вихідний загальний, другий — за графіком.

Протягом доби режим роботи лави 4-х змінний. Перша зміна ремонтно-підготовча, інші три по видобутку вугілля.

Комплексна бригада розбивається по ланках, у кожне з яких входять: машиніст комбайна і його помічник, два оператори кріплення, чотири гірники на кріпленнях сполучення, два гірники по пересувці забійного конвеєра, черговий електрослюсар, оператор на пульті керування.

У ремонтно-підготовчу зміну виходить ланку в складі 11 чоловік: 5 ремонтних електрослюсарів, 5 гірників очисного вибою й помічник машиніста комбайна. У цю зміну виробляється ревізія гірничошахтного встаткування з видаленням особливої уваги змащенню, кріпленню, справному стану всіх складальних одиниць і деталей. Негідні й зношені вузли й деталі негайно заміняються.

Приймаємо човникову схему роботи комбайна.

Наприкінці зміни весь комплекс випробується під навантаженням.

Д_ц = L. m. y. r. c = 170. 0,95. 1,35. 0,8. 0,96 = 167,4 т

З таблиці норм ЕНВ установлюємо нормативну трудомісткість обслуговування комплексу 7,894 чол. зміни й норму виробітку при потужності пласту 0,95 м, рівну 167,4 т.

Для визначення комплексної норми виробітку становимо табл. 4.3.1.

Таблиця 4.3.1. — Розрахунок норми виробітку й розцінки

Комплексна норма виробітку: Н_к =Д_ц / Т=167,4/7,894 = 21,2 т/чол. зміну; Комплексна розцінка: Р_к = З / Д_ц = 659,1/167,4=3,94 грн/т;

Явочний штат відрядників визначаємо по формулі:

Ш_яв.в = А_сут /Н_к = 575,9 /21,2 = 27,1, приймаємо 27 чоловік.

У кожну зміну приймаємо по одному черговому електрослюсарю, у ремонтну зміну — 4 електрослюсаря.

Чисельність ІТП на ділянці:

начальник дільниці - 1;

зам. начальника ділянки — 1;

механік ділянки-1

гірничий майстер -5.

Разом ІТП: 8.

Явочний штат почасовиків:

Ш_яв.поч = 3 + 4 =7 чол.

Обліковий склад відрядників і почасовіків:

Ш_об.в = Ш_яв.в. Кк._с_ = 27−1,4 = 37,8, приймаємо 38 чол;

Ш_об.поч = Ш_яв.поч. Кк._с = 7−1,4 = 9,8, приймаємо 9 чол.

Загальне явочне число працівників визначається з виразу:

Ш_яв = Ш_яв.в + Ш_яв.поч. = 38 +7 = 45 чол.

Загальне облікове число працівників складе:

Ш_об = Ш_об.в + Ш_об.поч. = 38 + 9 = 47 чол.

Продуктивність праці на вихід визначаємо з виразу:

П_вих = А_доб / Ш_яв.в = 575,9 / 27 = 21,3 т/вих.

Продуктивність праці за місяць визначаємо по формулі:

П_міс =Д_міс / Ш_об = 39 867,84 / 47 = 848,3 т/міс.

Розрахунок фонду заробітної плати й вносимо в таблицю 4.3.2.

Таблиця 4.3.2. Розрахунок основного фонду заробітної плати Собівартість 1 т антрациту по елементу «Заробітна плата»:

Сз._п, = Фз._п / Д_міс. = 268 723,8/ 39 867,84= 6,7 грн./т.

Нарахування на заробітну плату приймаємо 37% від місячного ФЗП:

Зн._з.п = Фз._п. 0,37 =268 723,8^. 0,37 = 99 427,8 грн.

Таблиця 4.3.3. Розрахунок собівартості 1 т антрациту по елементі «Матеріали»

С_м = 43 153/ 39 867,84= 1,08 грн.

Собівартість 1 т антрациту по елементу «Амортизація»

Таблиця 4.3.4. Розрахунок собівартості 1 т антрациту по елементу «Амортизація»

С_а = 268 620 / 39 867,84= 6,73 грн.

Собівартість антрациту по елементу «Електроенергія»

Таблиця 4.3.5. Розрахунок собівартості антрациту по елементу «Електроенергія»

С_эл = 71 948/ 39 867,84= 1,8 грн.

Собівартість 1 т антрациту по 5-х елементах витрат:

С =6,7+2,49+1,08+6,73+1,8= 18,8 грн./т.

5. Монтажно-демонтажні роботи

Монтаж механізованих комплексів уявляє з себе багатоопераційний, складний і трудомісткий технологічний процес, в склад якого входять роботи по спорудженню монтажних камер, транспортуванню, збиранню і розбиранню конструкцій у стислих умовах гірничих виробок. Процес монтажу механізованих комплексів складається з робіт на поверхні при навантаженні обладнання у транспортні засоби, транспортуванні його на основний горизонт по виробкам до монтажних камер та робіт у самих монтажних камерах і прилеглих до них виробках.

Основні процеси монтажних робіт: навантаження обладнання на поверхні, розвантаження в шахті, транспортування по розрізній печі і монтаж.

Процес монтажу очисного комплексу містить в собі роботи по спорудженню монтажної камери. В залежності від потужності пласта і розмірів елементів комплексів монтажні камери проводять на повну потужність пласта, з підриванням і без підривання бокових порід, повним перерізом і з наступним розширенням камер відбійними молотками, буро вибуховим способом, прохідницькими і вугільними комбайнами. Кріплення камер відбувається у більшості випадків рамами дерев’яного кріплення з кроком установлення рам від 0,4 до 1,0 м і з повним або частковим затяганням покрівлі. Ефективним способом кріплення монтажних камер із стійкими покрівлями є анкерне на пластах потужністю 1,2−5,5 м.

Секції механізованого кріплення комплексів завантажують на поверхні шахти на платформи у зібраному виді і доставляють до монтажної камери, де перевантажують на акумулюючий рольганг штреку, з якого по кутковим напрямним лебідкою або ланцюгом конвеєра доставляють у монтажну камеру до місця установки. Секції монтують у напрямку від відкотного до вентиляційного штреку. Для скорочення терміну монтажу обладнання в лаві його виконують одночасно з монтажем транспортних засобів у конвеєрному штреку. Доставка обладнання виконується в наступній послідовності: по відкотному штреку доставляють штрековий конвеєр, магнітну, насосну, та зрошувальну станції, кабелі електрообладнання, штрекові трубопроводи, перевантажувач, механізм пересування штрекового обладнання, привод вибійного конвеєра; по вентиляційному штреку у першу чергу доставляють вибійний конвеєр, далі секції і їх елементи, комбайн, гідро магістралі, шланги, трубопроводи для зрошення. Монтаж обладнання відбувається при двозмінному або тризмінному режимі.

Комбайн збирають з боку вентиляційного штреку одночасно з монтажем секції кріплення. У монтажній камері монтують скребковий конвеєр і комунікації для гідро — і електроенергії. Секції монтують знизу угору. їх доставляють на платформах до штрекового рольгангу, який вмішує не менше ЗО секцій. Кожну наступну секцію установлюють на відстані 4−5 м від змонтованої. Одночасно з монтажем секцій закріплюють труби маслопроводу і став зрошення.

Подальше удосконалення монтажних робіт спрямовано на впровадження поточного методу ведення робіт, при якому створюються поточні лінії на поверхні шахт, у гірничих виробках і монтажних камерах; на використанні блочного способу монтажу з виконанням робіт із збиранням обладнання у блоки на поверхні і на сполученнях виробок; на впровадженні висхідного монтажу секцій кріплення, при якому секції по монтажній камері доставляють до місця їх встановлення зверху униз.

Демонтаж очисних механізованих комплексів відбувається із зведення настилу із розпилів над секціями кріплення на останніх 7−8 виїмкових циклах. Демонтажна камера після витягання секцій кріплення підтримується рамами дерев’яного кріплення або гасяться услід за вилученням секцій. Замість дерев’яного настилу може бути використана металева сітка.

Механізоване кріплення, конвеєр і комбайн характеризуються найбільшою трудомісткістю навантаження, розвантаження, доставки по розрізній печі і монтажу.

Демонтаж починають з обладнання відкотного штреку і комбайна, далі демонтують вибійний конвеєр і кріплення. Для управління кріпленням у лаві при демонтажі залишають одну насосну станцію. Після демонтажу конвеєра на його місце настилають металеві напрямні, які стикують із штрековими рольгангами.

Секції кріплення демонтують від середини лави до штреків і транспортують їх по лаві у зібраному вигляді лебідками. На місце вилучених секцій установлюють індивідуальне кріплення.

Звільнена від зв’язків секція за допомогою лебідки доставляється у вентиляційний штрек, де вона по щитам навантажується на платформу.

У вугільній промисловості для підтримки гірничошахтного обладнання у працездатному стані розроблена система технічного обслуговування і ремонту цього обладнання.

Технічне обслуговування включає комплекс робіт необхідних для підтримання справності або тільки працездатності виробу при підготовки і використанню його за призначенням, при зберіганні і транспортуванні.

Під ремонтом розуміють сукупність робіт, спрямованих на підтримку і поновлення справності або працездатності виробу.

Система технічного обслуговування і ремонту містить комплекс взаємопов'язаних положень і норм, які визначають організацію і порядок проведення робіт з метою забезпечення показників якості, установлених в нормативній документації.

Перелік посилань

1. Унифицированные типовые сечения горных выработок. Том 1,2 — К.: Будівельник, 1971. — 382,415 с.

2. Нормы технологического проектирования угольных и сланцевых шахт. ВНТГП-86. М: МУП СССР, 1986. — 62 с.

3. Прогрессивные схемы разработки пластов на угольных шахтах. Ч. 1. Технологические схемы. — М.: МУП СССР, 1979. — 332 с.

4. Прогрессивные схемы разработки пластов на угольных шахтах. Ч. 2. Технологические схемы. — М.: МУП СССР, 1979. — 246 с.

5. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. ДНАОП. 1.30 — 6.09.93. — К.: Основа, 1994 — 311 с.

6. Рудничная вентиляция. Справочник. Г.: Недра, 1988. — 440 с.

7. Заплавский Г. А., лесных В. В. Горные работы, проведение и крепление горных выработок — М., Недра, 1986.

8. Единые нормы выработки для шахт Донецкого и Львовско-Волынского угольных бассейнов — М., МУП СССР, 1973.

9. Бурчаков А. С. Маякин А.С. Проектирование предприятий с подземным способом добычи полезных ископаемых. Справочник. — М.: Недра, 1991. — 399 с.

12.0 храна труда. (Под редакцией К. С. Ушакова. — М.: Недра, 1986).

13. Руководство по борьбе с пылью в угольных и сланцевых шахтах. — М.: Недра, 1979.

14. Беспалько В. П. Слагаемые педагогической технологии. — М: Педагогика, 1989.-129 с.